KOH低温焙烧钾长石提取SiO2

以钾长石为原料,氢氧化钾为助熔剂,采用焙烧法破坏钾长石结构,使矿石中的不溶性硅转化成可溶性硅。采用水溶工艺溶出焙烧熟料中的硅。研究了工艺参数即焙烧温度、焙烧时间和碱矿比对SiO2溶出率的影响。结果表明,碱矿比对SiO2的溶出率影响最大,并得到最佳焙烧条件为:焙烧温度500℃、焙烧时间2.5h、碱矿比2.5。在此条件下,SiO2的溶出率可高达99.5%。     

硫酸铵焙烧法综合利用低品位氧化锌矿

采用硫酸铵焙烧法综合利用低品位氧化锌矿,将氧化锌矿与硫酸铵混匀后焙烧,熟料水溶分离得到溶出液和滤渣,滤液净化除杂后制备碱式碳酸锌和硫酸铵,碱式碳酸锌煅烧制备氧化锌,硫酸铵溶液蒸浓结晶返回焙烧氧化锌矿;滤渣转化法提铅、锶;提铅渣碱熔融提硅,水溶分离后得硅酸钠溶液和尾渣,溶液苛化制备硅酸钙和氢氧化钠溶液,氢氧化钠溶液蒸浓结晶返回焙烧提铅渣;尾渣回收铁。整个工艺过程实现了低品位氧化锌矿中有价组元的综合提取利用,又实现化工原料的循环利用。     

钾碱中温焙烧钾长石工艺研究

以氢氧化钾为原料中温焙烧钾长石,熟料经水溶后,采用快速滴定法研究了熟料中二氧化硅的溶出规律。研究了焙烧过程中反应温度、时间、碱矿比对二氧化硅溶出率的影响。利用X射线衍射法(XRD)和扫描电镜(SEM)对最优条件下的熟料及溶出渣的物相成分及微观形貌进行了分析表征。通过实验得出二氧化硅溶出的最佳条件为：焙烧温度500℃、焙烧时间25.h、碱矿比为2.5:1,在此条件下,二氧化硅的溶出率可达99.5％,可实现钾长石的绿色化综合利用。     

Ca_2SiO_4在熔融NaOH中的熔出行为

以CaSiO3和CaO为原料,采用固相法合成Ca2SiO4,研究其在熔融NaOH中的熔出行为。通过正交实验,优化Ca2SiO4在熔融NaOH中的熔出反应条件,得出最佳实验条件为:反应温度600℃,反应时间180 min,碱矿比6∶1。在优化实验基础上,考察了搅拌强度、反应温度、碱矿比对熔出过程的影响,利用液-固多相收缩未反应核模型研究了体系的熔出过程动力学。结果表明:Ca2SiO4在熔融NaOH中的熔出过程受固体产物层扩散控制,表观活化能为13.08 kJ/mol,得出了450~600℃实验温度范围内熔出过程的动力学方程。     

碱焙烧法综合利用低品位氧化锌矿

采用碱焙烧法综合利用低品位氧化锌矿。将氧化锌矿与氢氧化钠混匀后焙烧。熟料水溶后过滤分离得到溶出液和滤渣,滤渣回收铁。碳分碱性溶出液制备ZnO、SiO_2产品。碳分溶液制备碳酸钠晶体或苛化碳酸钠溶液,得到轻质碳酸钙产品和氢氧化钠溶液,结晶后返回碱焙烧工序。整个工艺过程实现了低品位氧化锌矿中有价组元的综合提取利用,又实现化工原料的循环利用。碳分产品是ZnO、SiO_2和PbO_2的混合物,有待进一步探索分离手段。     

含铂族金属铁合金碱焙烧脱硅预处理研究

针对含铂族金属铁合金结构复杂、难以溶解的问题,开展碱焙烧脱硅预处理研究以破坏稳定致密的合金结构。经试验验证,适宜的焙烧条件为：碱料质量比1.4、焙烧温度600℃、焙烧时间2 h,此条件下合金相完全分解,转化为NaFeO2和Na4SiO4,Na4SiO4经水浸脱除,所得水浸渣中硅含量降至0.84%。脱硅预处理后物料结构疏松、活性较高,易于酸溶除铁,有利于铂族金属精炼回收。     

碱熔融焙烧二氧化铅的反应过程分析

以二氧化铅为原料,氢氧化钠为反应介质,考查了碱熔融焙烧二氧化铅的反应过程。采用XRD分析手段检测了不同温度焙烧熟料的物相结构。结果表明,二氧化铅与氢氧化钠反应首先生成Na_4PbO_4,随着温度的升高,Na_4PbO_4转化为Na_6PbO_5。并有部分PbO_2分解生成Pb_2O_3,温度继续升高Pb_2O_3又转变为Pb_3O_4。最终反应产物为Na_6Pb O_5和Pb_3O_4,NaOH反应不完全。     

粉煤灰在熔融NaOH体系中的脱硅过程研究

根据粉煤灰的化学组成,通过正交试验优化粉煤灰在熔融NaOH体系中的脱硅过程,考察反应温度、反应时间和碱矿比对粉煤灰中SiO2脱硅率的影响,利用XRD和SEM分析浸出渣的物相组成和结构。结果表明:粉煤灰在熔融NaOH体系中脱硅过程优化试验条件为:反应温度为450℃,反应时间为90 min,碱矿比为5∶1。在优化试验条件下进行多次重复试验,脱硅率可达96.5%。浸出渣的XRD分析结果表明:随着反应时间的延长,SiO2与NaOH反应趋于完全。     

铝酸钠溶液中水合硅酸钙的形成条件

针对铝酸钠溶液除硅过程 ,研究苛性比、碱浓度、配钙量、温度等对水合硅酸钙形成的影响规律。结果表明 ,在常压下除硅 ,难以形成水合硅酸钙。在高温下除硅 ,苛性比增大或碱浓度降低有利于水合硅酸钙的形成。合适的配钙量为CaO/SiO2分子比 1 5左右。当CaO/SiO2 =1时 ,除硅渣主要物相是水合硅酸钙 6CaO·6SiO2 ·H2 O和 3CaO·3SiO2 ·H2 O ,而当CaO/SiO2 为 2时 ,还有 2CaO·SiO2 ·2～ 4H2 O生成。     

中低品位氧化锌矿综合利用试验研究

采用硫酸法处理中低品位氧化锌矿,将氧化锌矿和水按一定配比加入硫酸中浸出,反应结束后过滤分离得到滤液和滤渣。滤液净化除杂后,以碳酸铵为沉淀剂制备碱式碳酸锌和硫酸铵,碱式碳酸锌干燥煅烧得到氧化锌,硫酸铵溶液蒸浓结晶得到硫酸铵产品。提锌渣提取铅、锶后碱熔融焙烧提硅,焙烧物料水溶分离得到硅酸钠溶液和尾渣,尾渣回收铁。碳分硅酸钠溶液得到沉淀二氧化硅,干燥即得白炭黑,苛化碳酸钠溶液制备沉淀碳酸钙和氢氧化钠溶液,氢氧化钠溶液蒸浓结晶返回提硅工序。整个工艺流程中低品位氧化锌矿的有价成分锌、铁、铅、锶、硅均得到提取利用,并得到碳酸钙产品,实现了中低品位氧化锌矿的综合利用。     

氯化焙烧法处理宜春锂云母矿提取锂钾的研究

采用氯气作氯化剂氯化焙烧江西宜春锂云母矿提取锂、钾, 研究了氯化焙烧温度、时间及添加剂对锂云母氯化效率的影响, 并采用XRD对焙烧后物料进行了物相分析。结果表明: 以氯气处理锂云母, 氯化焙烧温度为850 ℃, 时间为3 h时, 锂、钾的提取率分别为92.49%和71.06%; XRD结果表明, 焙烧后物料主要物相为LiAl(SiO₃)₂、SiO₂、KCl、NaCl、K(Si₃Al)O₈。当添加与锂云母质量比为0.7的氧化钙后, 物料的熔点明显提高, 900 ℃下氯化焙烧30 min时, 锂的浸出率为92.5%, 钾的提取率提高到96.7%。添加氧化钙焙烧后浸出渣主要物相为Ca_0.65Na_0.35(Al_1.65Si_2.35O₈)、CaF₂、SiO₂。     

铁矿石碳热还原过程中铅锌脱除及含铁物相的演变规律

针对含铅0.39%、含锌0.30%的铁矿,采用碳热还原脱除铅锌杂质,利用X射线衍射、扫描电子显微镜及能谱分析等检测手段考察了铁矿还原焙烧过程的反应行为及物相演变规律。结果表明,该铁矿中铅主要以氧化铅和铅铁矾形式存在,锌主要以氧化锌形式存在; 升高焙烧温度及延长焙烧时间均有利于铅锌脱除; 在1 200 ℃下焙烧60 min时,铁矿中铅和锌脱除率均在90%以上。含铅锌铁矿在碳热还原焙烧过程中会生成中间产物铁橄榄石,并最终转变为金属铁和游离的氧化硅固溶体。还原焙烧产物经磁场强度80 kA/m弱磁选可获得铁品位91.91%和铁回收率84.78%的铁精矿,且铁精矿中铅和锌含量分别为0.01%和0.03%,可作为电炉炼钢原料使用。     

新疆某镜铁矿石磁化焙烧过程研究

新疆某镜铁矿矿石TFe含量为35.20%,CaO含量为30.64%;铁矿物主要为镜铁矿,脉石矿物主要为方解石和石英。矿石中镜铁矿嵌布粒度微细,属于难选铁矿石。为考察矿石磁化焙烧过程物相转变规律,进行了焙烧温度、焙烧时间和配煤比对其磁化焙烧效果、铁物相转变过程的影响规律试验。结果表明：在配煤比为12%、焙烧温度为800 ℃、焙烧时间为75 min条件下还原焙烧后,焙烧产品磨细至-0.074 mm占90%,在磁场强度为120 kA/m条件下弱磁选,可获得铁品位为65.95%、回收率77.70%的指标。焙烧温度对镜铁矿磁化焙烧过程影响显著。焙烧温度低于800 ℃时镜铁矿磁化焙烧转变为Fe₃O₄,焙烧温度为800 ℃时,焙烧产品Fe₃O₄含量最高;焙烧温度高于800 ℃时,部分Fe₃O₄又被还原为FeO,产生过还原现象;焙烧温度为900 ℃时,焙烧产品FeO含量最高;焙烧温度达到1 000 ℃时部分FeO被还原成金属Fe。此过程与磁选结果的变化规律相符。另外,焙烧温度达到900 ℃时,部分Fe₂O₃与CaO反应,生成了2CaO·Fe₂O₃,不能通过弱磁选回收。试验结果为该镜铁矿资源的合理利用提供了技术参考。     

低品位氧化锌矿硫化焙烧回收锌工艺研究

以黄铁矿为硫化剂, 云南低品位氧化锌矿为研究对象, 采用硫化焙烧使氧化锌和黄铁矿发生反应, 生成硫化锌, 然后用硫化矿的常规浮选工艺回收锌。试验考察黄铁矿用量、焙烧温度、焙烧时间对硫化效果的影响。研究结果表明: 在黄铁矿用量为25%、焙烧温度为800 ℃、通氮气保护条件下焙烧180 min, 氧化锌矿的硫化率可达83.59%。处理后的物料采用常规硫化矿浮选法进行浮选, 经过一次粗选, 获得锌粗精矿品位为14.3%, 回收率为64.7%。     

铁酸锌型低品位氧化锌矿提锌工艺及机理

针对铁酸锌型低品位氧化锌矿特点, 采用焙烧-水浸工艺提取锌。通过XRD、SEM-EDS等测试分析, 观察了焙烧前后、水浸后矿物的物相变化。实验结果表明, 当硫酸用量70%, 焙烧时间2.5 h, 温度523 K时, 锌浸出率达80%以上。     

湖北某高钙低品位含钒石煤钠化焙烧研究

对湖北某高钙低品位含钒石煤进行了NaCl、Na₂SO₄和两者复配焙烧及水浸-稀酸浸试验。添加单一NaCl焙烧时,过多的游离氧化钙容易与钒结合生成不溶于水的钒酸钙,影响钒的水浸率;添加单一Na₂SO₄焙烧时,虽然可以固定钙离子,但Na₂SO₄用量过大,经济和环境成本较高;当NaCl和Na₂SO₄添加量分别为7%和16%,焙烧温度为850 ℃,焙烧时间为3 h,水浸率可提高到51.47%,总浸率可达79.81%。在复合添加剂用量较低情况下取得了较好的浸出效果,一方面源于Na₂SO₄对较高含量钙离子的固定作用,抑制了难溶性钒酸钙的形成;另一方面,NaCl焙烧生成了氧化性较强的气体HCl、Cl₂,既有助于破坏云母晶格结构,又有助于钒的氧化转价。     

选择性还原法分离高炉粉尘中锌和铁的研究

采用兰炭作还原剂,对高炉粉尘进行还原焙烧,再对焙砂进行磁选,然后浸出磁选尾矿中的锌,实现锌、铁分离。在热力学计算的基础上,研究了焙烧条件对锌、铁浸出率的影响,结果表明:加碳焙烧可使高炉粉尘中的铁酸锌选择性还原为磁性氧化铁和氧化锌,较优的焙烧工艺参数为:焙烧温度800 ℃,焙烧时间2 h,配炭量50%。磁选可分离出焙砂中的磁性氧化铁。采用1 mol/L的硫酸在室温下浸出磁选尾矿1 h,锌、铁浸出率分别为75.39%和27.46%。     

石棉尾矿加碱焙烧去非金属氧化物作用研究

以石棉尾矿为原料,将其与氢氧化钠经混合焙烧、水浸得到焙烧水浸产物.考察主要工艺条件NaOH与SiO2摩尔比、焙烧反应温度和焙烧反应时间等对焙烧产物及焙烧水浸产物的影响,结合物相、结构变化等探讨去非金属氧化物作用过程和作用机制.结果表明,加碱焙烧的优化工艺条件为:n(NaOH):n(SiO2)摩尔比为4.0,反应温度为6...     

高硅低品位氧化锌矿氧压酸浸研究

通过对广西某地低品位高硅氧化锌矿矿物分析可知,矿物中的锌主要以硅锌矿和异极矿的形式存在。采用氧压酸浸技术对该矿进行了处理,条件试验研究得出最佳工艺条件为:矿物粒度0.104mm,硫酸浓度120 g/L,釜内压力1.0MPa,浸出时间90min,反应温度120℃,液固比3∶1。综合性试验研究得出:在最佳工艺条件下,锌浸出率可达97%以上,SiO2浸出率低于0.8%,浸出液产液速率大于880L/(m2.h),浸出矿浆具有良好的过滤性能。     

无机钠盐活化异极矿的作用机理研究

硫化锌矿资源面临枯竭的同时,低品位、难处理的氧化锌矿受到了越来越多的关注。以异极矿纯矿物为研究对象,对硫化钠在其表面的反应动力学以及无机钠盐(碳酸钠与硫化钠)的协同活化作用进行了研究。结果表明,异极矿与硫化钠之间的硫化反应属于一级反应,反应的速率方程通式为lg Ct=-kt/2.303+lg C0,其中k为速率常数,Ct为硫化钠在t时刻的浓度,异极矿较难硫化的主要原因是异极矿只能吸附较少硫化钠参与硫化反应,且反应速率很慢;异极矿经过无机钠盐共同作用后,生成的"类碳酸锌"新物质能够很好的被硫化,生成稳定的硫化膜,实现相变活化浮选,从而提高异极矿的浮选回收率。